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某低品位铁精矿提质降杂试验研究 ① 张双爱１，２， 王晓斌１，２， 王友胜１ （１．酒钢集团公司 技术中心，甘肃 嘉峪关 ７３５１００； ２．甘肃省难选铁矿石资源利用重点实验室，甘肃 嘉峪关 ７３５１００） 摘 要 采用磁选、磁⁃重选、反浮选等工艺对酒钢周边矿山某低品位铁精矿进行了提质降杂试验研究，并结合矿相分析查找了精矿 杂质硅含量偏高的原因。 结果表明，采用弱磁⁃中磁⁃强磁联合磁选流程可获得铁品位 ６１．６１％、回收率 ９７．８７％、ＳｉＯ２含量 ７．１５％的铁 精矿。 关键词 铁精矿； 磁选； 重选； 反浮选； 矿相； 提质降杂 中图分类号 ＴＤ９２文献标识码 Ａｄｏｉ１０．３９６９／ ｊ．ｉｓｓｎ．０２５３－６０９９．２０１６．０６．０１４ 文章编号 ０２５３－６０９９（２０１６）０６－００５３－０４ Ｉｍｐｕｒｉｔｙ Ｒｅｄｕｃｔｉｏｎ ａｎｄ Ｑｕａｌｉｔｙ Ｕｐｇｒａｄｉｎｇ ｆｏｒ Ｉｒｏｎ Ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｆｒｏｍ Ｍｉｎｅｓ ｏｆ ＪｉｕＳｔｅｅｌ ＺＨＡＮＧ Ｓｈｕａｎｇ⁃ａｉ１，２， ＷＡＮＧ Ｘｉａｏ⁃ｂｉｎ１，２， ＷＡＮＧ Ｙｏｕ⁃ｓｈｅｎｇ１ （１．Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ Ｃｅｎｔｅｒ， Ｊｉｕｑｕａｎ Ｉｒｏｎ ａｎｄ Ｓｔｅｅｌ （Ｇｒｏｕｐ） Ｃｏ， Ｊｉａｙｕｇｕａｎ ７３５１００， Ｇａｎｓｕ， Ｃｈｉｎａ； ２．Ｇａｎｓｕ Ｐｒｏｖｉｎｃｉａｌ Ｋｅｙ Ｌａｂｏｒａｔｏｒｙ ｏｆ Ｒｅｆｒａｃｔｏｒｙ Ｉｒｏｎ Ｏｒｅ Ｒｅｓｏｕｒｃｅ Ｕｔｉｌｉｚａｔｉｏｎ， Ｊｉａｙｕｇｕａｎ ７３５１００， Ｇａｎｓｕ， Ｃｈｉｎａ） Ａｂｓｔｒａｃｔ Ｔｅｃｈｎｉｑｕｅｓ ｓｕｃｈ ａｓ ｍａｇｎｅｔｉｃ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ， ｍａｇｎｅｔｉｃ⁃ｇｒａｖｉｔｙ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ， ａｎｄ ｒｅｖｅｒｓｅ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｗｅｒｅ ｉｎｔｒｏｄｕｃｅｄ ｉｎ ｔｈｅ ｅｘｐｅｒｉｍｅｎｔａｌ ｓｔｕｄｙ ｆｏｒ ｉｍｐｕｒｉｔｙ ｒｅｄｕｃｔｉｏｎ ａｎｄ ｑｕａｌｉｔｙ ｕｐｇｒａｄｉｎｇ ｏｆ ｉｒｏｎ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅｓ ｆｒｏｍ ｎｅｉｇｈｂｏｒｉｎｇ ｍｉｎｅｓ ｏｆ ＪｉｕＳｔｅｅｌ， ａｎｄ ｔｈｅ ｒｅａｓｏｎｓ ｆｏｒ ｈｉｇｈ ｌｅｖｅｌ ｏｆ ｓｉｌｉｃｏｎ⁃ｂｅａｒｉｎｇ ｉｍｐｕｒｉｔｉｅｓ ｉｎ ｉｒｏｎ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅｓ ｗｅｒｅ ｉｎｖｅｓｔｉｇａｔｅｄ ｉｎｔｅｇｒａｔｅｄ ｗｉｔｈ ｍｉｎｅｒａｌｏｇｉｃａｌ ａｎａｌｙｓｉｓ． Ｒｅｓｕｌｔｓ ｓｈｏｗ ｔｈａｔ ａ ｃｏｍｂｉｎｅｄ ｆｌｏｗｓｈｅｅｔ ｏｆ ｌｏｗ ｉｎｔｅｎｓｉｔｙ ｍａｇｎｅｔｉｃ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ， ｍｅｄｉｕｍ ｉｎｔｅｎｓｉｔｙ ｍａｇｎｅｔｉｃ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ ａｎｄ ｈｉｇｈ ｉｎｔｅｎｓｉｔｙ ｍａｇｎｅｔｉｃ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ ｃａｎ ｒｅｓｕｌｔ ｉｎ ａｎ ｉｒｏｎ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｕｐ ｔｏ ６１．６１％ Ｆｅ ｇｒａｄｅ ａｔ ９７．８７％ ｒｅｃｏｖｅｒｙ， ｗｉｔｈ ＳｉＯ２ｃｏｎｔｅｎｔ ｒｅｄｕｃｅｄ ｔｏ ７．１５％． Ｋｅｙ ｗｏｒｄｓ ｉｒｏｎ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ； ｍａｇｎｅｔｉｃ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ； ｇｒａｖｉｔｙ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ； ｒｅｖｅｒｓｅ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ； ｍｉｎｅｒａｌｏｇｉｃａｌ ａｎａｌｙｓｉｓ； ｉｍｐｕｒｉｔｙ ｒｅｄｕｃｔｉｏｎ ａｎｄ ｑｕａｌｉｔｙ ｕｐｇｒａｄｉｎｇ 精矿品位对烧结矿品质影响较大。 本文对酒钢周 边矿山某低品位铁精矿进行提质降杂研究，旨在降低该 铁精矿中杂质含量及有害元素，从而提高烧结矿质量。 １ 矿石性质 １．１ 矿物组成 酒钢周边某铁精矿（原矿）化学多元素分析结果 见表 １。 表 １ 原矿化学多元素分析结果（质量分数） ／ ％ ＴＦｅＦｅＯＳｉＯ２Ａｌ２Ｏ３ＣａＯＭｇＯＳ ５９．４３１３．６５９．１７２．０５１．３２０．４５０．０５４ Ｐ Ｋ２ＯＮａ２Ｏ ＭｎＯＺｎＯＩｇ ０．２６７０．２４９０．３６３０．１６０．０１６１．４２ 由表 １ 可见，该矿样中铁品位 ５９．４３％，主要脉石 矿物 ＳｉＯ２含量为 ９．１７％，有害杂质 Ｓ 含量低而 Ｐ 含量 偏高，碱金属总量较高，ＺｎＯ 含量低。 可见主要剔除元 素为 ＳｉＯ２及碱金属 Ｋ２Ｏ、Ｎａ２Ｏ，以达到提高精矿质量 的目的［１］。 原矿矿相分析结果表明，原矿中主要铁矿物为磁 铁矿和赤铁矿，二者大部分连生在一起，赤铁矿沿着磁 铁矿的边缘和裂隙生长，呈不规则粒状和网状结构，磁 铁矿大约占到铁矿物的 ６０％，赤铁矿为 ４０％左右。 铁 矿物粒度分布不均匀，大部分单体铁矿物粒度为 １０～ ３５ μｍ，较大单体铁矿物粒度为 ５０～７５ μｍ。 铁矿物富 连生体粒度大约在 １００ μｍ 左右，常见与脉石矿物形 成 １／２ 连生体，这部分脉石矿物粒度为 ３０ μｍ（其中包 裹小于 ５ μｍ 的极细磁铁矿），连生体结构相对复杂，被 ①收稿日期 ２０１６－０６－１１ 作者简介 张双爱（１９７８－），女，河北曲阳人，工程师，主要从事选矿科研试验工作。 第 ３６ 卷第 ６ 期 ２０１６ 年 １２ 月 矿矿 冶冶 工工 程程 ＭＩＮＩＮＧ ＡＮＤ ＭＥＴＡＬＬＵＲＧＩＣＡＬ ＥＮＧＩＮＥＥＲＩＮＧ Ｖｏｌ．３６ №６ Ｄｅｃｅｍｂｅｒ ２０１６ 万方数据 包裹的极细磁铁矿很难达到单体解离，有可能造成尾矿 品位偏高或精矿杂质含量高的结果。 原矿中偶见少量 脉石单体颗粒，这部分单体解离的脉石矿物应该是磁选 过程中夹杂进入精矿的。 原矿电镜形貌如图 １ 所示。 图 １ 原矿电镜形貌图 １．２ 磁性分析 对原矿和经研磨后的矿样进行了磁选管试验（磁 场强度 １２０ ｋＡ／ ｍ），以分析该矿样中强磁性矿物的含 量及指标，结果见表 ２。 表 ２ 原矿磁性分析结果 物料类别 精矿产率 ／ ％ 品位／ ％ 精矿尾矿给矿 回收率 ／ ％ 选矿 比 原矿６８．２７６３．６５５１．６７５９．８５７２．６０１．４６ －０．１２５ ｍｍ 矿样６４．３７６５．９０４８．９２ ５９．８５７０．８７１．５５ －０．０７４ ｍｍ 矿样６１．６４６７．１１４８．１８ ５９．８５６９．１２１．６２ 由表 ２ 可知，原矿中强磁性矿物含量在 ６０％以上， －０．０７４ ｍｍ 矿样强磁性矿物含量 ６１．６４％，铁品位可达 ６７．１１％，同时尾矿品位高达 ４８．１８％，说明大量弱磁性矿 物流失到了尾矿中，因此不能采用单一弱磁选流程，而 需要采用强磁选工艺来回收尾矿中的弱磁性矿物［２］。 ２ 试验研究 ２．１ 磁选试验 不同磨矿细度条件下的弱磁⁃中磁⁃强磁试验结果 见表 ３。 其中磨矿细度－０．０７４ ｍｍ 粒级占 ８３．７０％时的 弱磁⁃中磁⁃强磁数质量流程见图 ２。 表 ３ 弱磁⁃中磁⁃强磁试验结果 －０．０７４ ｍｍ 粒级含量／ ％ 产品 名称 产率 ／ ％ 品位／ ％ ＴＦｅＳｉＯ２ 回收率 ／ ％ 选矿 比 精矿９５．３８６１．１３８．０３９８．２５ ７４．８０尾矿４．６２１７．２１１．７５１．０４８ 给矿１００．００５９．１０１００．００ 精矿９４．３６６１．６１７．１５９７．８７ ８３．７０尾矿５．６４１７．１３２．１３１．０６０ 给矿１００．００５９．１０１００．００ 精矿９３．４８６１．９８７．０５９７．３６ ９２．１０尾矿６．５２１７．８７２．６２１．０７０ 给矿１００．００５９．１０１００．００ D * A, 9* 3 23 5;8 /;5 3 100.00;59.10 100.00 81.69;62.50 86.39 18.31;43.93 13.61 27.14;45.33 20.81 0.5 T 14.73;55.20 11.62 12.41;33.60 9.20 8* * 0.8 T 4.87;50.73 5.45 7.54;22.53 3.75 1.90;38.54 1.62 5.64;17.13 2.13 87.59;62.71 90.80 8* 1.1 T 92.46;62.08 96.25 94.36;61.61 97.87 ,, 9* 72.86;64.23 79.19 8.83;48.22 7.20 B3 63-0.074 mmC83.7 144 kA/m 144 kA/m 图 ２ 弱磁⁃中磁⁃强磁数质量流程 从图２ 可见，经两段弱磁选后尾矿品位高达 ４５．３３％， 因此需要进行中磁和强磁选回收尾矿中的弱磁性矿 物［３］。 磨矿细度－０．０７４ ｍｍ 粒级占 ８３．７０％时，可获得 精矿品位 ６１．６１％、回收率 ９７．８７％的选别指标，ＳｉＯ２含 量降为 ７．１５％，此时尾矿品位为 １７．１３％，精矿品位仅 提高 ２ 个百分点，杂质硅含量降低 ２ 个百分点。 从矿 相分析结果可知，部分极细粒的磁铁矿没有达到单体 解离，与脉石连生进入精矿，造成磁选精矿杂质硅含量 偏高。 ２．２ 重选试验 ２．２．１ 磨矿细度试验 上升水量为 １６ Ｌ／ ｍｉｎ，磨矿细度对重选的影响见 表 ４。 从表 ４ 可见，随着磨矿细度增加，精矿品位逐渐 升高，尾矿品位呈下降趋势，在磨矿细度－０．０７４ ｍｍ 粒 表 ４ 磨矿细度对重选的影响 －０．０７４ ｍｍ 粒级含量／ ％ 产品 名称 产率 ／ ％ 品位 ／ ％ 回收率 ／ ％ 选矿 比 精矿８８．７２６１．５３９１．９３ ７４．８０尾矿１１．１８４２．４７８．０７１．１２７ 给矿１００．００５９．３８１００．００ 精矿８４．６６６２．５５８９．１８ ８３．７０尾矿１５．３４４１．８９１０．８２１．１８１ 给矿１００．００５９．３８１００．００ 精矿８０．１４６４．０４８６．４３ ９２．１０尾矿１９．８６４０．５８１６．５７１．２４８ 给矿１００．００５９．３８１００．００ ４５矿 冶 工 程第 ３６ 卷 万方数据 级占 ９２．１０％时精矿铁品位 ６４．０４％，尾矿品位高达 ４０．５８％。 从矿相分析结果看，铁矿物粒度分布不均 匀，经细磨后大量细粒铁矿物进入到重选尾矿中，造成 尾矿品位偏高。 ２．２．２ 上升水量试验 磨矿细度为－０．０７４ ｍｍ 粒级占 ９２．１０％时进行了 重选上升水量条件试验，结果见表 ５。 由表 ５ 可见，随 着上升水量变大，精矿品位和尾矿品位呈上升趋势，当 上升水量为 ２２ Ｌ／ ｍｉｎ 时精矿品位不再提高，此时精矿 品位达到 ６５％以上。 表 ５ 上升水量对重选的影响 上升水量 ／ （Ｌｍｉｎ －１ ） 产品 名称 产率 ／ ％ 品位 ／ ％ 回收率 ／ ％ 选矿 比 精矿８３．１１６３．８５８９．３６ １０尾矿１６．８９３７．３９１０．６４１．２０３ 给矿１００．００５９．３８１００．００ 精矿８０．１４６４．０４８６．４３ １６尾矿１９．８６４０．５８１３．５７１．２４８ 给矿１００．００５９．３８１００．００ 精矿７４．１３６５．１６８１．３４ ２２尾矿２５．８７４２．８２１８．５６１．３４９ 给矿１００．００５９．３８１００．００ 精矿７２．０４６５．１６７９．０５ ２８尾矿２７．９６４４．４９２０．９５１．３８８ 给矿１００．００５９．３８１００．００ ２．３ 反浮选试验 ２．３．１ 捕收剂用量试验 磨矿细度为－０．０７４ ｍｍ 粒级占 ９１．１０％，抑制剂淀 粉用量 ３００ ｇ／ ｔ，采用一粗一精浮选流程，试验补加水 为生活水，试验所用捕收剂为 ＹＧ３２８Ｂ［４］，捕收剂用量 试验结果见表 ６。 表 ６ 捕收剂 ＹＧ３２８Ｂ 用量试验结果 ＹＧ３２８Ｂ 用量 ／ （ｇｔ －１ ） 产品 名称 产率 ／ ％ 品位 ／ ％ 回收率 ／ ％ 精矿９１．７４６０．１３９３．２０ １２０／６０尾矿８．２６４８．７４６．８０ 给矿１００．００５９．１９１００．００ 精矿９０．４４６０．３２９２．０２ １４０／７０尾矿９．５６４９．４３７．９８ 给矿１００．００５９．２８１００．００ 精矿８７．５８６１．０６９０．０２ １６０／８０尾矿１２．４２４７．７５９．９８ 给矿１００．００５９．４１１００．００ 精矿８５．３３６１．０６８７．６４ １８０／９０尾矿０４．６７５０．０９１２．３６ 给矿１００．００５９．４５１００．００ 精矿８５．０３６１．０６８７．４７ ２００／１００尾矿１４．８７４９．７２１２．５３ 给矿１００．００５９．３６１００．００ 从表 ６ 结果看，捕收剂 ＹＧ３２８Ｂ 用量为 ２４０ ｇ／ ｔ 时， 浮选精矿品位达到 ６１．０６％，仅提高 １．６５ 个百分点，继 续增加捕收剂用量会造成尾矿品位升高。 以上结果说 明低品位铁精矿的浮选性能差，浮选精矿提高幅度较 小，脉石矿物抛出效果不好。 ２．３．２ 磨矿细度试验 捕收剂 ＹＧ３２８Ｂ 用量为 １６０ ｇ／ ｔ，抑制剂淀粉用量 为 ３００ ｇ／ ｔ，采用一粗一精浮选流程，试验补加水为生 活水，进行了磨矿细度试验，结果见表 ７。 表 ７ 磨矿细度试验结果 磨矿 细度 产品 名称 产率 ／ ％ 品位 ／ ％ 回收率 ／ ％ －０．０７４ ｍｍ ７４．２０％ 精矿９２．０４５９．９４９２．４６ 尾矿７．９６５６．５２７．５４ 给矿１００．００５９．６７１００．００ －０．０７４ ｍｍ ８０．５０％ 精矿９２．２１５９．５３９２．７８ 尾矿７．７９５４．８６７．２２ 给矿１００．００５９．１７１００．００ －０．０７４ ｍｍ ８６．４０％ 精矿９３．５１５９．５７９４．３５ 尾矿５．４９５１．３６５．６５ 给矿１００．００５９．０４１００．００ －０．０７４ ｍｍ ９４．２０％ －０．０４８ ｍｍ ７７．７０％ 精矿９３．３６６０．１３９４．４７ 尾矿５．６４４９．５０５．５３ 给矿１００．００５９．４２１００．００ －０．０４８ ｍｍ ８６．４０％ 精矿９１．４７６０．２２９２．７６ 尾矿８．５３５０．３７７．２４ 给矿１００．００５９．３８１００．００ －０．０４８ ｍｍ ９１．１０％ 精矿９３．４６６０．３２９４．９１ 尾矿６．５４４６．２９５．０９ 给矿１００．００５９．４０１００．００ 从表 ７ 结果看，随着磨矿细度增大，精矿品位逐渐 升高，但提高幅度不大。 试验过程中观察到粗选泡沫 量较大，空泡较多且泡沫发粘不易碎，用水冲洗时易 碎，泡沫大小均匀。 精选试验发现泡沫体积变大，仍然 是空泡较多。 该结果说明浮选分选效果不好［５］。 ２．４ 产品分析 磁选精矿和浮选精矿化学多元素分析结果见表 ８。 由表 ８ 可见，采用弱磁⁃中磁⁃强磁流程，磁选精矿铁品位 为 ６１．２８％，比原矿提高了 ２ 个百分点，脉石矿物 ＳｉＯ２ 含量降至 ７．１５％，碱金属元素含量均有所下降。 而浮 选精矿铁品位仅为 ６０．３８％，ＳｉＯ２含量为 ８．５２％。 说明 联合磁选流程比浮选流程剔除杂质 ＳｉＯ２效果明显。 表 ８ 产品化学多元素分析结果（质量分数） ／ ％ 产品名称ＴＦｅＦｅＯＳｉＯ２Ａｌ２Ｏ３ＣａＯＭｇＯＳ 磁选精矿６１．２８１４．５９７．１５１．６４１．０９０．３８０．０２４ 浮选精矿６０．３８１４．１３８．５２１．７６１．２６０．３７０．０４１ 产品名称Ｐ Ｋ２ＯＮａ２Ｏ ＭｎＯＺｎＯＩｇ 磁选精矿０．２２９０．１７００．２４９０．１６０．０１７１．３３ 浮选精矿０．２６５０．１９４０．３０５１．１６０．０１５１．４７ ５５第 ６ 期张双爱等 某低品位铁精矿提质降杂试验研究 万方数据 ３ 结 语 酒钢周边矿山某低品位铁精矿铁品位为 ５９．４３％， ＳｉＯ２含量为 ９．１７％，原矿中铁矿物主要为磁铁矿和赤铁 矿，铁矿物粒度分布不均匀。 经磁⁃重联合选别和反浮 选没有达到提质降杂的效果，尾矿品位均在 ４０％以上。 采用弱磁⁃中磁⁃强磁联合流程，在磨矿细度为－０．０７４ ｍｍ 粒级占 ８３．７０％时，可获得铁精矿品位 ６１．６１％、回收 率 ９７．８７％的选别指标，精矿中 ＳｉＯ２含量为 ７．１５％，尾矿 铁品位仅为 １７．１３％，选矿比 １．０６０，降低了低品位铁精 矿中杂质元素和有害元素的含量，有利于提高烧结矿 质量和高炉稳定顺行。 参考文献 ［１］ 邱 俊，吕宪俊． 铁矿选矿技术［Ｍ］． 北京化学工业出版社， ２０１２． ［２］ 侯 柠，祝昕冉． ＳＩＮＯ 铁精矿提铁降杂精选试验研究［Ｊ］． 矿业工 程，２０１５（２）２１－２３． ［３］ 樊绍良，段其福． 铁精矿提质降杂技术研究［Ｊ］． 金属矿山，２００２ （４）３９－４１． ［４］ 尚志辉，秦丽娜． 甘肃某微细粒铁矿的选矿试验研究［Ｊ］． 矿业工 程，２０１４（１２）２５－２７． ［５］ 胡 龙，郑怀昌，肖 钢． 铁矿浮选工艺的发展［Ｊ］． 现代矿业， ２０１０（１）２３－２７． 􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍 （上接第 ４８ 页） 率指标较好，说明所选流程结构及药剂制度适于处理 该类矿石。 ３ 结 语 １） 矿石中主要回收金属元素为铜、铅和锌，品位 分别为 ０．６０％、２．０２％和 ０．９６％，Ａｕ 和 Ａｇ 品位分别为 ０．２０ ｇ／ ｔ 和 ８１．９０ ｇ／ ｔ，金银具有综合回收价值。 ２） 采用铜铅混合浮选再分离⁃锌浮选工艺流程， 获得了铜品位 ２６．４０％、回收率 ８３．７５％的铜精矿，铅品 位 ６５．４２％、回收率 ８９．５０％的铅精矿，锌品位 ５４．６５％、 回收率 ６３．０１％的锌精矿；金在铜精矿和铅精矿中的总 回收率为 ５６．０６％，银在铜精矿和铅精矿中的总回收率 为 ６２．０５％。 为工业生产提供了可靠可行的依据。 ３） 捕收剂 ＢＫ９０８ 对铜铅矿物具有很好的选择 性；使用抑制剂 ＢＫ５５６ 代替传统重铬酸钾，极大减少 了对高原脆弱生态环境的污染。 参考文献 ［１］ 路永森． 铜铅混合精矿分离的研究现状与进展［Ｊ］． 世界有色金 属，２０１１（３）４４－４７． ［２］ 郭玉武，陈昌才，魏党生，等． 四川某伴生铜铅锌硫铁矿综合回收 选矿试验研究［Ｊ］． 矿冶工程， ２０１５（３）５８－６２． ［３］ 朱一民． 某地低品位铜铅锌银矿绿色环保选矿试验研究［Ｊ］． 矿 冶工程，２０１１（１）２４－２６． ［４］ 江庆梅，戴子林，陈志强，等． 复杂铜铅锌硫化矿试验研究［Ｊ］． 矿 冶工程，２００８（６）３３－３６． ［５］ 李荣改，宋翔宇，张雨田，等． 复杂铜铅锌多金属矿的选矿工艺试 验研究［Ｊ］． 矿冶工程，２０１２（１）４２－４５． 􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍 （上接第 ５２ 页） ３ 结 语 １） 原矿样属铜铅锌多金属硫化矿。 原矿铜品位 ０．２９％，铅品位 ０．７６％，锌品位 ２．９０％。 主要金属矿物 有黄铜矿、方铅矿、闪锌矿，脉石矿物主要以角闪石、方 解石为主，有少量黑硬绿泥石、石英。 ２） 矿石中硫含量不高，且黄铁矿的影响较少，在 浮选分离时可以不考虑硫的影响和回收。 采用铜铅混 合浮选⁃铜铅分离⁃混选尾矿再选锌流程最终可获得含 铜 １９．８７％、铜回收率 ８３．４６％的铜精矿，含铅 ５４．１９％、 铅回收率 ８３．５７％的铅精矿和含锌 ５２．５７％、锌回收率 ８９．３９％的锌精矿。 矿石中的伴生银大多富集于各浮 选精矿中，其中铜精矿含银 １６５．２ ｇ／ ｔ、银回收率 １６．２４％， 铅精矿含银 ５３７．６ ｇ／ ｔ、银回收率 ５４．６８％，锌精矿含银 １５．１ ｇ／ ｔ，银回收率 ６．２７％。 ３） 硫化钠是铜铅分离的有效抑制剂，但用量要 适宜。 参考文献 ［１］ 邱廷省，解志锋，黄 雄，等． 某铜铅锌矿工艺矿物学及选矿试验 研究［Ｊ］． 矿冶， ２０１５，２４（４）８９－９３． ［２］ 朱一民． 某地低品位铜铅锌银矿绿色环保选矿试验研究［Ｊ］． 矿 冶工程， ２０１１（１）２４－２６． ［３］ 郭玉武，陈昌才，魏党生，等． 四川某伴生铜铅锌硫铁矿综合回收 选矿试验研究［Ｊ］． 矿冶工程， ２０１５（３）５８－６２． ［４］ 唐志中，李志伟． 复杂难选铜铅锌多金属矿石的选矿工艺技术改 造与生产实践［Ｊ］． 矿冶工程， ２０１３（２）７４－７７． ［５］ 胡熙庚． 有色金属硫化矿选矿［Ｍ］． 北京冶金工业出版社， １９８７． ［６］ 梁经冬． 混合精矿的分离技术［Ｊ］． 湖南冶金， １９８７（３）５３－６０． ６５矿 冶 工 程第 ３６ 卷 万方数据